JPS59501539A - Method for selectively separating base metal sulfides and oxides contained in ore - Google Patents
Method for selectively separating base metal sulfides and oxides contained in oreInfo
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Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるため要約のデータは記録されません。 (57) [Summary] This bulletin contains application data before electronic filing, so abstract data is not recorded.
Description
【発明の詳細な説明】 鉱石に含有する卑金属硫化物及び酸化物の選択的分離方法発明の分野 本発明は浮選による鉱石の選鉱方法に関する。さらに詳しくは本発明は卑金属硫 化物及び/又は部分的に酸化された硫化物(以後そのような混合物を混合硫化物 (m1xed 5ulfides)という)をアルカリ及び酸のようなpH調節 剤不在で直接的すなわち直線的な抑制及び選択的浮選〈以後連続浮選という)に 関するものであり、それは塩基や酸の添加剤の費用を招くことなしに通常又はそ れ以上に良い等級及び回収を1昇ることを許す。本発明方法の応用は卑金属鉱石 の選鉱に限られず、僅少成分として卑金属混合硫化物を含む石炭のような非金属 鉱石及び岩石を包含するところの他の鉱石の処理に対してもまた拡張される。[Detailed description of the invention] Field of the invention: Method for selectively separating base metal sulfides and oxides contained in ores The present invention relates to a method for ore beneficiation by flotation. More specifically, the present invention provides base metal sulfur oxides and/or partially oxidized sulfides (hereinafter such mixtures are referred to as mixed sulfides) (referred to as m1xed 5 ulfides)) to pH control such as alkaline and acidic direct or linear suppression and selective flotation (hereinafter referred to as continuous flotation) in the absence of agents. It can be used normally or without incurring the cost of base or acid additives. Allows higher grades and returns to be increased by 1. The method of the present invention is applied to base metal ores. Not limited to ore beneficiation, but also non-metallic materials such as coal that contains base metal mixed sulfides as a minor component. It is also extended to the processing of other ores, including ores and rocks.
発明の背景 通常、経済的に重要な卑金属鉱石沈澱物は全世界的に混合硫化物を含有している 。そのような鉱石選鉱の通常の方法はまつ個々の鉱石の特性に依存する金属硫化 物の大部分の浮選及び′又は各金属硫化物の連続的選択浮選を包含する。通常、 酸化された硫化物は酸化されていない硫化物から選択的に回収される 。Background of the invention Economically important base metal ore deposits usually contain mixed sulfides throughout the world. . The usual method of beneficiation of such ores is metal sulfidation, which depends on the properties of the individual ore. This includes flotation of most of the material and continuous selective flotation of the or each metal sulfide. usually, Oxidized sulfides are selectively recovered from unoxidized sulfides.
(゛連続浮選′°)。硫化物は硫化剤(5uNidizer)による前処理のあ と1ス外には硫化物の表面を疎水性にするので容易に浮選され15いのである。(゛Continuous flotation′°). Sulfides can be removed by pretreatment with a sulfurizing agent (5uNidizer). Since the surface of the sulfide is made hydrophobic, it is easily floated away.
そのような前処理ののちに酸化された硫化物は浮選により回収できる。After such pretreatment, the oxidized sulfides can be recovered by flotation.
鉱物硫化物粒子の通常の選択的浮選は自由にするのに必要な大きざに1−るため 鉱石を研磨すること、鉱石パルプを生成すること、適切な抑制剤、活性剤、捕取 剤及び起泡剤を添加すること及び多段階における連続浮選することが要求される 。Normal selective flotation of mineral sulfide particles is due to the size required to free them. Polishing ore, producing ore pulp, suitable inhibitors, activators, capture Addition of foaming agents and foaming agents and continuous flotation in multiple stages are required. .
硫(ヒ物金属鉱物は若干の最も普通の卑金属鉱石の成分である。Sulfuric metal minerals are constituents of some of the most common base metal ores.
硫化金属鉱物は一暇に抑制するのが困難であり、通常比較的に高いアルカリ性媒 体を必要とする故、浮選での硫化金属鉱物の存在は望ましくはない。結果的に大 多数の工業的規模の浮選分離はパルプにpH調節剤、たとえば石灰、ソータ灰等 々を添加して、アルカリ性pHで(以後、゛′アルカリ性浮選″という)行われ る。不幸にも、アルカリ性浮選はそのような調節剤を相当m消try−ることに なり、しばしば後の工程でpl−(中和剤が必要となり、pH中和剤の相当準を 消費することになる。さらに、アリカリ性が高いのでしばしば他の価値ある成分 を過剰に抑制して、分離の選択性と有効性を減少させ、大量の活性剤、捕取剤を 必要どし、速埋費用を増大せしめる結果となる。Metal sulfide minerals are difficult to suppress quickly and are usually treated with relatively high alkaline media. The presence of metal sulfide minerals in flotation is undesirable because of the need for minerals. As a result, large Many industrial-scale flotation separations involve adding pH-adjusting agents to the pulp, such as lime, sorter ash, etc. It is carried out at alkaline pH (hereinafter referred to as ``alkaline flotation'') by adding Ru. Unfortunately, alkaline flotation can significantly deplete such regulators. pl-(neutralizing agent) is often required in a later step, and the equivalent level of the pH neutralizing agent is It will be consumed. Additionally, due to its high alkalinity, it is often combined with other valuable ingredients. The use of large amounts of activator and scavenger reduces the selectivity and effectiveness of the separation. This is necessary, and results in an increase in the cost of immediate burial.
高アルカリ性浮選媒体の]重用が普及した結果、そのような媒体に471づる硫 化物の浮選挙動は広汎な研究の主題となってきた。The widespread use of highly alkaline flotation media has resulted in the addition of 471 sulfuric acid to such media. The floating behavior of monsters has been the subject of extensive research.
その研究はそのような浮選の理論的、実際的観点の両方から位置づけられた多量 の文献を生じた。この題目について刊行された研究の概説についてはレジャ ジ ェ(LejaJ、)の1982年のム二人Ll丸」」動1.642−659頁ブ レニウムプレス ニューヨーク及びスタフ(S taff)の1982年の毬− 111Zにニ、マイニング エンジニャ 34巻3@、48.275頁−279 頁、377−381頁を見よ。しかしながら、比較的陽かな研究がpH調節剤の 不在で主として特別な鉱石組成物及び給水の質によって決定される硫化物の浮選 に専念されてきた。The research covers a large amount of such flotation positioned from both theoretical and practical perspectives. This has resulted in the literature. For an overview of published research on this topic, please see Leisure. ``LejaJ, 1982 Mujinin Llmaru'', p. 1.642-659 Rhenium Press New York and S taff 1982 ball- 111Z Ni, Mining Engineer Volume 34 3@, 48.275-279 See pages 377-381. However, relatively explicit research has shown that pH-adjusting agents Flotation of sulphides in the absence is determined primarily by the specific ore composition and the quality of the water supply has been devoted to.
可溶性シアン化物(ナトリウムやカリウムのような)及び硫化ナトリウム、硫化 水素、多硫化物等のような可溶性硫化物は通常法のようにしてアルカリ性浮選に 使用される。シアン化物はSR塩化及び抑制化剤として使用される。可溶性硫化 物は(a )酸化物及び酸化された硫化物のための硫化剤として〈酸化物の連続 浮選) : (1) )抑制剤のため硫化物としてく後のバルク浮選及び/又は 選択的浮選の前)、(C)浮選分画の捕取にひきつづいて放出する捕取剤として 使用される。もしも硫化ナトリウムを用いるならば、すべての上の使用に対して 硫化ナトリウムの必要量は鉱石に対して1 、 OOO(J 、/lonの程度 又はそれ以上である。Soluble cyanides (such as sodium and potassium) and sodium sulfide, sulfide Soluble sulfides such as hydrogen, polysulfides, etc. are subjected to alkaline flotation in the usual manner. used. Cyanide is used as an SR chloride and inhibitor. soluble sulfide (a) as a sulfurizing agent for oxides and oxidized sulfides Flotation): (1)) Bulk flotation and/or after reduction to sulfides for inhibitors (before selective flotation), (C) as a capture agent released subsequent to capture of the flotation fraction. used. If sodium sulfide is used, for all above uses The required amount of sodium sulfide is about 1,000 (J, /lon) per ore. or more.
硫化ナトリウムの稀稈溶液(例えば0.1Mの程変)は歴史的に研究者によって 基礎的研究に要求されるような実験条件を、注意深く調節するためにそして硫化 物鉱物から元素硫黄及び他の表面酸化生成物を置換するためにマイクロ浮選の研 究にさきだって鉱物表面を前処理するのに用いられてきた。しかしながら、その ような表面はマイクロ浮選試験が事実上行われる前に徹底的に水洗される。Dilute solutions of sodium sulfide (e.g. 0.1 M) have historically been used by researchers to In order to carefully adjust the experimental conditions, as required for basic research and sulfidation. Microflotation polishing to displace elemental sulfur and other surface oxidation products from minerals It has been used to pretreat mineral surfaces prior to research. However, that Such surfaces are thoroughly washed with water before the microflotation test is actually performed.
ワイ、ナカヒロ(Y、 Nakahiro )によりそのような基礎的研究、即 ち力亜鉛鉱の銅活性の障害に及ぼす硫化ソーダの効果(E Necj of S odium S ulfide on the P reven口on of CopperΔctivation for 5phalerite ) Me m、 Fac、 Engr 。Y, Nakahiro (Y, Nakahiro) carried out such basic research, Effect of Soda Sulfide on Impairment of Copper Activity in Zinc Ore odium S ulfide on the P reven mouth on of CopperΔactivation for 5phalerite) Me m, Fac, Engr.
Kyoto Univ 、、Part 4.Oct、1978 ; 24 1− 257頁が行われた。それは閃亜鉛鉱の銅活性に及ぼす硫化ナトリウム及び/′ 又はシアン化ナトリウムの効果に関する研究であった。試験されるス料は極端に 純粋な銅/硫化亜鉛であり、高い等級の試料からさらに石英、方鉛鉱、黄鉄鉱及 び他の不純物を消去するために処理されたものである。その結果は注意深く調整 された試料及び系において小量の硫化ソーダが閃亜鉛鉱の抑制剤としての効果を 有し、それはシアン化ナトリウムの銅イオン銘塩化作用によって高められた。し かしながら、この効果にはl)H依存性があった。著者はpHが8.1以上のア ルカリ性で亜鉛から銅を分離することを推奨している。かくしてナカヒロの研究 は限定された範囲と応用に関するものであり、その結果、選択的浮選を改良する のにI)H調節が有利であることに言及している。Kyoto Univ, Part 4. Oct, 1978; 24 1- 257 pages were conducted. It is the influence of sodium sulfide and /' on the copper activity of sphalerite. Or, it was a study on the effects of sodium cyanide. The materials being tested are extremely Pure copper/zinc sulfide with additional quartz, galena, pyrite and It has been treated to remove impurities and other impurities. The results are carefully adjusted. Small amounts of sodium sulfide were effective as sphalerite inhibitors in the samples and systems tested. It has been enhanced by the copper ion chlorination action of sodium cyanide. death However, this effect was l)H dependent. The author recommends that water with a pH above 8.1 It is recommended to separate copper from zinc using alkali. Thus Nakahiro's research is of limited scope and application and thus improves selective flotation. It is mentioned that I)H regulation is advantageous.
アメリカ特許1,469,042はヘルスランド(Hellstrand )に 対し71923年9月25日に発行され、鉛−鉄(又は鉛−鉄一銅)の濃縮物の (非選択)のバルク浮選にむけられていて、濃縮物の成分の浮選を加速するため に(活性化するが抑制しない)、亜鉛の浮選を妨害するために湿式研磨段階の門 で粉砕供給のトン当り1から7ボンドの硫化ナトリウムを用いている。したがっ て、このことは真の選択的浮選のプロセスではなくそれは一度に一つの金属成分 の浮選にかかわり、他の金属成分の浮選以前にそれを除去するものである。その 上、用いられる硫化ナトリウムの量は本発明のプロセスにおけるよりもさらに多 くなり、ヘルスランドの方法は酸化された硫化物〈同時でない例えば連続浮選〉 に適用されないし、混合硫化物の浮選なる術語はこの特許で用いられているが、 いくつかの金属の硫化物の簡単な浮選を意味しており、たとえば、バルクの選鉱 物として工業において今日公知である。U.S. Patent No. 1,469,042 to Hellstrand 7, issued on September 25, 1923, for lead-iron (or lead-iron copper) concentrates. (non-selective) for bulk flotation and to accelerate the flotation of the concentrate components. gate of the wet polishing stage to prevent zinc flotation (activate but not inhibit) from 1 to 7 bonds of sodium sulfide per ton of milled feed. Therefore However, this is not a true selective flotation process as it only removes one metal component at a time. It is involved in the flotation of metal components and removes them before flotation of other metal components. the Above, the amount of sodium sulfide used is even higher than in the process of the present invention. The Healthland method uses oxidized sulfides (not simultaneous e.g. continuous flotation). and although the term mixed sulfide flotation is used in this patent, It implies simple flotation of sulphides of some metals, e.g. bulk beneficiation It is known today in the industry as a product.
アメリカ特許1,916,196はアイヤ(Ayer)に対して1933年7月 4日に発行されたものであり、たとえば硫化ナトリウムのような可溶性硫化物を 用いで混合した銅硫化物(硫化物、酸化された硫化物、及び炭酸塩)の同時浮選 プロセスに向けられている。そのときの条件下の添加物として、他の硫化剤と共 に、注意深< I)Hの範囲を4.8〜6.5に調節して行ない、その目的は硫 化を増進すること、硫化物としてそれの回収及び溶液から銅イオンの沈澱、及び すべての金属の鉱物粒子のバルクの浮選である。U.S. Patent No. 1,916,196 to Ayer, July 1933 Published on the 4th, for example, soluble sulfides such as sodium sulfide Simultaneous flotation of mixed copper sulfides (sulfides, oxidized sulfides, and carbonates) using Process-oriented. As an additive under the conditions at that time, along with other sulfiding agents. The purpose is to carefully adjust the range of <I)H to 4.8 to 6.5. its recovery as sulfide and precipitation of copper ions from solution; All metals are bulk flotation of mineral particles.
一つの方法は、費用を減少し、及び/又は選択的卑金属鉱石の浮選の効果を増大 し、とくに大きな資本の支出、すなわち新しい施設の建設、又は存在する施設の 広汎な変更というような要求を避けることが考えられた。したがって、一つの方 法は浮選段階の数を減少し、試薬の消費を減少し、浮選選択性を増大することが 考えられた。One method is to reduce the cost and/or increase the effectiveness of selective base metal ore flotation. particularly large capital expenditures, i.e. the construction of new facilities or the replacement of existing facilities. The idea was to avoid requiring such extensive changes. Therefore, one person The method reduces the number of flotation steps, reduces reagent consumption, and increases flotation selectivity. it was thought.
発明の目的 本発明の目的は石灰及び酸のようなpH調節剤の使用を消去することを可能とす るpHを調節しないで行なう浮選による鉱石濃縮法を提供するものである。Purpose of invention The purpose of the invention is to make it possible to eliminate the use of pH regulators such as lime and acids. The present invention provides a method for concentrating ore by flotation without adjusting the pH of the ore.
本発明の他の目的は天然のくたとえば調節しない)pH値で行なう卑金属混合硫 化物の抑制及び選択連続浮選法を提供するものである。Another object of the invention is the preparation of base metal mixed sulfur at natural pH values (e.g., unregulated). The present invention provides a continuous selective flotation method for compound suppression and selective flotation.
本発明の他の目的はプロセスの試薬、装置の費用を減少させ、プロセス選択性又 は生成物の等級及び回収を犠牲にすることなしに個々金属の、捏合硫化物の効果 的な回収法を提供するものである。Other objects of the invention are to reduce the cost of process reagents, equipment, and improve process selectivity and of individual metals, combined sulfides without sacrificing product grade and recovery. This provides a comprehensive collection method.
本発明の他の目的はpH調節剤(アルカリ、及び酸)の不在で、池の通常のタイ プの試薬(捕取剤、起泡剤、抑制剤、活性剤等々の)及び現存する装置、プラン ト施設を利用して、卑金属混合硫化物の回収法を提供するものである。Another object of the invention is the absence of pH regulators (alkali and acids), which makes it possible to maintain reagents (capture agents, foaming agents, suppressants, activators, etc.) and existing equipment and plans. The proposed method provides a method for recovering base metal mixed sulfides using the same facilities.
本発明のこれらの目的は次の記述、添付図面、請求の範囲から当業者にとって明 かになるであろう。These objects of the invention will be apparent to those skilled in the art from the following description, accompanying drawings, and claims. It will be something like that.
発明の要約 本発明は浮選による鉱石成分の分離方法からなるものであり、その方法はパルプ を形成するために鉱石を研磨し、上記パルプを硫化物イオン及びシアン化物イオ ンと共に混合し、上記硫化物イオンの濃度は卑金属混合硫化物を抑制するのにす くなくとも充分な水準までしかし硫化金属鉱物を実質的に活性化するには不充分 な水準までに調節し、シアン化物イオンの濃度は上記浮選で抑制させるのに必要 とする上記鉱石の鉱物成分を補助的に抑制するのにすくなくとも充分な水準にし かし上記鉱物成分の超斎抑制ケるには不充分な水準に調節し、上記硫化物イオン 及びシアン化物イオンが所定時間でそして所定連続においてパルプに導入する方 法である。Summary of the invention The present invention consists of a method for separating ore components by flotation. The ore is polished to form a sulfide ion and cyanide ion pulp. The concentration of sulfide ions is sufficient to suppress base metal mixed sulfides. at least to a sufficient level, but insufficient to substantially activate the metal sulfide minerals. The concentration of cyanide ions is adjusted to a level that is necessary to suppress the cyanide ion concentration by the flotation described above. to a level at least sufficient to supplementally suppress the mineral content of the ore mentioned above. However, the sulfide ions are adjusted to a level insufficient to suppress the mineral content. and cyanide ions are introduced into the pulp at a given time and in a given succession. It is the law.
発明の詳細な説明 本発明を卑金属混合硫化物の浮選法の概略的フローシートを示す第1図、モリブ デン−銅硫化物の浮選法の概略的フローシートを示す第2図、第3図に関連して 望ましい実施例をもって詳細に説明する。Detailed description of the invention FIG. 1 shows a schematic flow sheet of the flotation method for base metal mixed sulfides according to the present invention. In relation to Figures 2 and 3 showing a schematic flow sheet for the flotation process of copper sulfide A detailed description will be given of a preferred embodiment.
混合硫化物、り屓石物質等々からなる複雑な卑金属鉱石は通常の破砕をうけ、そ ののち、価値ある金属成分の粒子を自由にするのに必要な大きさに変えるため湿 式で細かな粒子に研磨する。Complex base metal ores consisting of mixed sulfides, calico materials, etc. are subjected to conventional crushing; It is then moistened in order to change it to the size necessary to free the particles of valuable metal components. Polish to fine particles using a formula.
この湿式研磨の段階は一工程又はそれ以上の工程で通常の装置(棒、ポール又は 、製粉機〉を用いて鉱石バルブ(”orepulp” )をつくりだすために処 理する。本発明による前浮選の条件化は湿式研磨段階ではやくも開始し、湿式研 磨のわずか前で、連続的に第1の浮選の前においておそくとも終了することかで きる。第1図において前浮選の条件化はT段階と■段階を含み、第1図のフロー ダイアグラムの1の点から2の点の部分を含む。This wet polishing step is carried out in one or more steps using conventional equipment (rods, poles or Processed to produce ore pulp ("orepulp") using a flour mill. Understand. The pre-flotation conditions according to the present invention start as early as the wet polishing stage, and Slightly before polishing, successively ending at the latest before the first flotation. Wear. In Figure 1, the pre-flotation conditions include the T stage and ■ stage, and the flow of Figure 1 is as follows. Contains the portion of the diagram from point 1 to point 2.
そのような前浮選の条件化の一つの観点は小量の硫化物イオン(クレンザ−7・ 主要抑制剤)を鉱石に添加することを含み、湿式研磨段階でよりよき混合と表面 接触を達成させるために他のある添加剤をパルプのなかに導入する前が最も望ま しい。この湿式研磨段階で、水に不溶な捕取剤の添加はしばしば全体の捕取剤の (肖費を減少するのに望ましく、通常硫化物イオンの作用−に影響しない。One aspect of such pre-flotation conditions is that a small amount of sulfide ions (Cleanser 7. The main inhibitor) is added to the ore for better mixing and surface treatment during the wet polishing stage. Most preferably before introducing certain other additives into the pulp to achieve contact. Yes. At this wet polishing stage, the addition of a water-insoluble scavenger often reduces the total scavenger (desirable for reducing cost and generally does not affect the action of sulfide ions).
本発明の前浮選条件化の池の観点は前浮選条件化の間で小量のシアン化物の添加 をパルプに加えることである。シアン化物イオンは湿式研磨の後に加えるのが望 ましい。An aspect of the pre-flotation conditioning pond of the present invention is that a small amount of cyanide is added during pre-flotation conditioning. is added to the pulp. Cyanide ions are preferably added after wet polishing. Delicious.
一般的に、硫化物及びシアン化物の特殊な量が用いられているがこれらの導入の 連続及び時間と同じく、各場合、各鉱石の特殊な特性(金属及び非金属の成分) に依存し、この処理に用いられる水質(鉱物的含量及び温度)に依存するので、 選択的に決定されることに注意すべきである。かくして多くの卑金属硫化物鉱石 は硫化物イオンが最初湿式研腐の間で加えられるのが望ましく、つづいて前浮選 一条件下ののこりの間にシアン化物を1]0える。しかしながら、シアン化物は 、また硫化物とともに同時に加えられるかまたは湿式研磨の終了後ただちにカロ えることもでき、または硫化物の添加の前でさえも又は多段階においても加える ことができる。従って、特殊な鉱石に対する大規模応用の現在のα理前には実験 室的バッチ浮選の検討が行なわれるべきである。これらの試験はまづ第1の試み と貝で硫化物及びシアン化物の濃度を以前の実験において同じ鉱石に適当である ことを示したa度にもとついて行う。又はもしも前もって実験をしないならば、 いろいろと濃度を変化させて一つの傾向を確立するまでここに開示した一般的範 囲を基にして行う。浮選選択性、回収の増加等々のような最適結果を生ずるよう な濃度範囲又は濃度が見い出されるまでその傾向を追求するのである。Typically, specific amounts of sulfides and cyanides are used, but their introduction Continuity and time as well as in each case the special properties of each ore (metallic and non-metallic composition) and the quality of the water used for this treatment (mineral content and temperature). It should be noted that this is selectively determined. Thus many base metal sulfide ores The sulfide ions are preferably added first during wet grinding, followed by pre-flotation. 1]0 cyanide is accumulated during the rest under one condition. However, cyanide , also added at the same time as the sulfide or immediately after the end of wet polishing. or added even before or in multiple stages of sulfide addition. be able to. Therefore, experimental Consideration of indoor batch flotation should be undertaken. These tests are the first attempt. Concentrations of sulfide and cyanide in shellfish and shellfish were found to be appropriate for the same ore in previous experiments. This is done based on the a degree that shows that. Or if you don't experiment beforehand, The general range disclosed herein can be used at various concentrations until a trend is established. This is done based on the surroundings. to produce optimal results such as increased flotation selectivity, recovery, etc. The trend is followed until a suitable concentration range or concentration is found.
適当な硫化物又はシアン化物イオン源にはプロセス条1牛において直接的に又は 反応に準拠して水溶液中に硫化物イオン又はシアン化物イオンを放出するような 成る試薬が”含まれる。硫化ナトリウム及びハイドロサルファイドが好ましく硫 化ナトリウムが最も好ましい。可溶性シアン化物についてシアン化ナトリウム及 びシアン化カリウムが好ましく、シアン化ナトリウムが最も好ましい。Suitable sources of sulfide or cyanide ions include process step 1 directly in the cow or such as releasing sulfide ions or cyanide ions into aqueous solution according to the reaction. Sodium sulfide and hydrosulfide are preferred. Most preferred is sodium chloride. Sodium cyanide and soluble cyanide Potassium cyanide is preferred, and sodium cyanide is most preferred.
第1図の1段階の間で、行われる硫化物イオンの添加は研磨の間鉱石粒子の清浄 化に作用する。その清浄化とは混合硫化物粒子の表面を選択的にl]G2M化し 、新鮮に露出した表面の酸化を妨げるのに役立つのである。このことは後の段階 の間で混合硫化物粒子の浮選能力を促進する。その添加の第2の理由である硫化 物の主要な抑制剤として(動く硫化物イオンの能力は亦この前浮選条件化処理の 間でその添加により高められる。During step 1 of Figure 1, the addition of sulfide ions is carried out to clean the ore particles during polishing. It acts on The cleaning process involves selectively converting the surface of mixed sulfide particles into G2M. , which helps prevent oxidation of freshly exposed surfaces. This will be done at a later stage Promote the flotation ability of mixed sulfide particles between. Sulfidation, the second reason for its addition The ability of sulfide ions to move as the main inhibitor of It is increased by its addition.
10 シアン化物イオンの作用は硫化物イオンの作用を補って完全にするものと考えら れ、望ましい鉱物の選択的補助的抑制を増大させるものと考えられる。つけ加え て、シアン化物イオンは溶岐中で金属イオンを錯化するのに役立つ。10 The action of cyanide ions is thought to complement and complete the action of sulfide ions. This is believed to increase the selective auxiliary inhibition of desirable minerals. addition Therefore, cyanide ions serve to complex metal ions in the melt.
上述のように、卑金属硫化物において、表面清浄効果と主要な混合硫化物を抑制 する効果の両方を得るのに必要とする硫化物イオンの開は(水質に対するのと同 じく)はとんど鉱石の特性に依存する。もしも硫1ヒ物イオン源として硫化ナト リウムが用いられるならば、通常、必要な量はたいていの卑金属硫化物鉱石に対 して20〜200g/lonの間の範囲である。ご(小量の硫化物イオンでは抑 制剤としては効果がなく(より小量では亦表面清浄剤としては効果がな゛い)、 余りにも多量の硫化物イオンでは成る硫化物、主要な黄鉄鉱、成る場合には銅、 それらは一般に選択的浮選プロセスにのぞましくないものであるが、経済的には 魅力のないものであり、それらの活性化を時機尚早にせしめるであろう。前述し たように各特殊な応用に対する硫化物イオンの量はバッチ浮選試験によって示さ れる最適化をうける。プロセスの運転には最小量の硫化物イオンを用いることが 最も望ましいことであり、(もしも硫化ナトリウムが使用されるならば、普通的 20から50g/lonの間が)望しい結果を与える。@化ナトリウムをより人 聞に用いるのは単に不必要であるばかりでなく(Iili格的−に)、事実、現 プロセスの有効性に対して上述したように抑制の逆転を生ずることにより有害と なる。As mentioned above, for base metal sulfides, it has a surface cleaning effect and suppresses the main mixed sulfides. The release of sulfide ions required to obtain both effects is the same as for water quality. ) mostly depends on the characteristics of the ore. If sodium sulfide is used as a source of sulfur 1 arsenide ion, If lithium is used, the amount required is usually around that for most base metal sulfide ores. The range is between 20 and 200 g/lon. (Small amounts of sulfide ions suppress It is ineffective as a disinfectant (in smaller amounts it is not effective as a surface cleaner), Too much sulfide ions consist of sulfide, the main pyrite, if copper, They are generally not amenable to selective flotation processes, but economically They are unattractive and would make their activation premature. mentioned above The amount of sulfide ions for each specific application can be determined by batch flotation tests as described above. be optimized. Minimum amounts of sulfide ions can be used to operate the process. most desirable (if sodium sulfide is used, between 20 and 50 g/lon) gives desirable results. More people consume @ sodium Not only is it unnecessary (in the Iili case), but it is actually Detrimental to the effectiveness of the process by causing a reversal of inhibition as described above. Become.
湿式研磨の段階から自由にさせられたパルプ分画は第1図において「■段階Jと 呼ばれ、前浮選の条件化の第2部分からなる条件化段階を受ける。そこで、その パルプはシアン化物イオンのぞまくしはシアン化ナトリウムによって条件化され 、シアン化ナトリウムは主として黄鉄鉱に対して他の鉱物を超過抑制することな しに補助的抑制剤として役立つ。シアン化ナトリウムの消費条件は通常的2O− 200(!/lonの範囲にあり、硫化ナトリウムの消費条件についての場合と 同じように鉱石の特性及び処理条件に依存する。好ましいシアン化ナトリウムの 消費量は約20 100gy”tonの範囲にある。極端にねば土に似た鉱石で は(珪酸ナトリウムのような)分散剤の添加をシアン化物と共に添加することは 有効である。The pulp fractions freed from the wet polishing stage are labeled as “■ stage J” in Figure 1. called, and undergoes a conditioning stage consisting of the second part of the pre-flotation conditioning. So, that The pulp is free of cyanide ions and is conditioned by sodium cyanide. , sodium cyanide is mainly used for pyrite without over-suppressing other minerals. Serves as an auxiliary inhibitor. The consumption conditions for sodium cyanide are usually 2O- 200 (!/lon) and the consumption conditions of sodium sulfide. It also depends on the properties of the ore and the processing conditions. Preferred sodium cyanide The consumption is in the range of about 20 to 100 gy” tons.It is an extremely sticky ore that resembles soil. The addition of dispersants (such as sodium silicate) along with cyanide is It is valid.
■段階からのパルプはざらに■段階の新式の選択浮選のため通常の実施により起 泡剤及び捕取剤をもって条件化される。卑金属混合硫化物の選択的浮選は本発明 によれば直接バルク)♀選段階なしに開始される。■ The pulp from the stage is roughly processed ■ Due to the new style selection flotation of the stage Conditioned with foaming agent and scavenger. Selective flotation of base metal mixed sulfides is the present invention. According to Direct Bulk) ♀ is started without selection step.
かくして本プロセスは真に連続的(選択的)浮選のプロセスである。そのような 選択的浮選は鉱物組成に依存して、次の左から右への順で行われる。The process is thus truly a continuous (selective) flotation process. like that Selective flotation is carried out in the following left-to-right order, depending on mineral composition:
鉛−〔銀〕:銅:亜鉛:鉄 第1図の図式によれば、又は第2図、第3図の図式によれば、モリブデン:銅: 鉄 である。Lead - [Silver]: Copper: Zinc: Iron According to the diagram in Figure 1, or according to the diagrams in Figures 2 and 3, molybdenum: copper: iron It is.
各金属成分は特殊な活性剤の適当量をもって活性化され、特2 殊な捕取剤(及び起泡剤)の適当量の添加の後に浮選される。Each metal component is activated with the appropriate amount of a special activator, Flotation is carried out after addition of appropriate amounts of special scavengers (and foaming agents).
そのプロセスは非浮選物か得られるまで繰返される。もし望むならば、本質的に 流化物を無くすことができる。本発明の浮選方法では先行技術のイア這プロセス と比較するとより小量の活性剤、捕取剤及び起泡剤が必要である。もし亜鉛が複 雑な混合値(ヒ物鉱石のなかに存在するならば、例えば硫酸銅をちって浮選の前 に活性化しな(プればCrらない。もしも亜鉛と銅が共に存在(るならば、5A jヒ亜釦は銅イオンによって覆われるのが好まし鋼イオンは通常亜鉛から銅の 優先浮選法を困難にする。ししイ、釘から、本発明のプロセスはまた錯塩化及び /又は亜鉛硫化物の表面から銅イオンを脱離化によってこの問題を解決する。The process is repeated until a non-flotate is obtained. If you want, essentially It is possible to eliminate debris. In the flotation method of the present invention, the prior art Smaller amounts of activator, scavenger and foaming agent are required compared to If zinc is A crude mixture (if present in arsenic ore, e.g. with copper sulfate before flotation) (If zinc and copper are present together, 5A will not be activated.) The aluminum button is preferably covered with copper ions, and the steel ions are usually covered with zinc to copper ions. Make preferential flotation difficult. From shishii, nails, the process of the present invention also involves complexation and This problem is solved by desorbing copper ions from the surface of the zinc sulfide.
硫化物′シアン1ヒ物イMンの相み合ぜの抑制効果は過渡的である。金属成分が 浮選され、除去されたら次のものは連続的に通常の浮選図式を用いることにより 、すみやかに浮選される。The effect of suppressing the combination of sulfide, cyanogen, and monoxide is transient. metal component Once flotated and removed, the next one can be continuously , is promptly flotated.
1(ヒ物イオンの作用の過渡的なものはシアン化物イオンのそれと同じように硫 1ヒ物イオンの導入の時間を調整することが望ましい。しかしながら上述のよう にこれはただ場合、場合によって根拠にもとづいて達成できる。1 (The transient effect of arsenide ions is the same as that of cyanide ions. It is desirable to adjust the time of introduction of the human ion. However, as mentioned above This can only be achieved on a case-by-case basis.
本発明の利点は次のようである。1)pH調節剤を使用しないことにより、比較 的小準の硫化物イオン及びシアン化物イオンの使用及び 又は捕取剤、活性剤及 び起泡剤の減少量の使用により試薬費用の減少。2)プロセス及び装置費用の減 少さらに試薬費用の減少を訂ず浮選の選択性の改良。3)通常の方法以上の回収 の改良。4 )iflられた3ぜ鉱物の等扱の改良。5)条 3 珪化及び浮選に対する滞留時間の減少。6)有害効果の消去又は減少。その有害 効果とは浮選試薬の高い消費が他の鉱物(例えばカルシウムイオンの存在はすず 石の連続浮選に作用することが知られている)のさらに分離するときに起る;つ け加えて本発明は通常の方法では普通失われてしまう極端に細かい混合硫化物粒 子(スライム)の回収を増加することができる。The advantages of the present invention are as follows. 1) Comparison by not using pH adjuster Use of small amounts of sulfide and cyanide ions and/or scavengers, activators and Reduced reagent costs due to use of reduced amounts of foaming agent. 2) Reduced process and equipment costs Improved selectivity of flotation while reducing reagent costs. 3) Recovery beyond normal methods improvements. 4) Improving the equal handling of ifl 3-minerals. 5) Article 3 Reduction of residence time against silicification and flotation. 6) Elimination or reduction of adverse effects. its harmful The effect is that the high consumption of the flotation reagent is due to the presence of other minerals (e.g. the presence of calcium ions is known to affect the continuous flotation of stones); In addition, the present invention eliminates extremely fine mixed sulfide grains that are normally lost in conventional methods. The collection of children (slimes) can be increased.
本発明はパルプに石灰のようなpl−(調節剤を加えることが事実望ましいこと でなく不必要にする。石灰は習慣的に卑金属鉱石の湿式研磨段階で加えられてき た。(pHを増加させるための)石灰の添加は事実、成る段階の最適な亜鉛活性 を妨害するのが知られてきた。石灰なしに亜鉛鉱物粒子の上に銅イオンを最大に 吸着するようにpHの範囲で操作することができる。The present invention demonstrates the fact that it is desirable to add a pl-(modifier) such as lime to the pulp. Make it unnecessary instead of making it unnecessary. Lime is customarily added during the wet polishing stage of base metal ores. Ta. The addition of lime (to increase the pH) actually optimizes the zinc activity of the step consisting of It has been known to interfere with Maximize copper ions on top of zinc mineral particles without lime A range of pH can be manipulated for adsorption.
これらの最大限活用の考察とは離れて、一般的に本プロセスを操作すること及び 自然の約5.5から約8.5の間の範囲にある一つのl)Hで大きな経費節約の 利益を得ることができる。Apart from these considerations of maximum utilization, there are general considerations for operating the process and Large cost savings with one l)H ranging between about 5.5 and about 8.5 in nature. You can make a profit.
浮選系の非調節1)Hは鉱石組成及び局所的水質により変化できる。ここで中尺 なことは+1)−1が厳密に調節される必要もなく、また監視される必要もない ことであり、かくして本プロセスは相対的に、IIIHに関係しない。Non-regulation of flotation systems 1) H can vary depending on ore composition and local water quality. medium size here The thing is that +1)-1 does not need to be strictly regulated or monitored. , and thus the present process is relatively independent of IIIH.
本プロセスは変化に富んだ卑金属混合硫化物鉱石に適用できるし、その鉱石は亜 鉛、鉛−亜鉛、鉛−亜鉛一銀、鉛−亜鉛−銅、銅−亜鉛、及び銅−モリブデンに 限定されない。また小硲成分として硫化物を含む石炭のような岩又は他の鉱石に も適用14 できる。The process is applicable to a variety of base metal mixed sulfide ores, and the ores are Lead, lead-zinc, lead-zinc monosilver, lead-zinc-copper, copper-zinc, and copper-molybdenum Not limited. Also, rocks such as coal or other ores that contain sulfides as a component of Also applicable 14 can.
特にへ−7゛ロセスは銅からモリブデンを分離することを可能とし、残留銅鉱物 の連続4選及び輝水鉛鉱−銅−モリブテン豊富選鉱物の選択的浮選によって可能 である。In particular, the -7゛ process makes it possible to separate molybdenum from copper, and removes residual copper minerals. This is possible through four consecutive selections and selective flotation of molybdenite-copper-molybten-rich minerals. It is.
良く知られているように、銅−モリブデンの組み合せ選鉱物は正規には一工程の 主要浮選において浮選され、つづいて他の装置に送られさらに分離される。標準 的な方法はそのような分離に対して、銅を抑制し、モリブデンを浮選する。普通 に使用される抑制剤はこの第2の浮選回路において硫化水素ナトリウム、シアン 化鉄、シアン化ナトリウム、ノークス試薬(N okesl・eagent ( 水酸化ナトリウム中の5硫化リン)及び砒素ノークス<arsenic Nok es) (GA化ナトリウム中の三酸化ヒ素)の単独又はその組み合せを含んで いる。そのような抑制剤の消費は一般的に非常に高く約10から約50 k!! / tonの範囲にある。As is well known, copper-molybdenum combination mineral preparation is normally a one-step process. It is flotated in the main flotation and then sent to other equipment for further separation. standard Methods for such separation include suppressing the copper and flotating the molybdenum. usually The inhibitors used in this second flotation circuit are sodium hydrogen sulfide and cyanide. Iron chloride, sodium cyanide, Nokes reagent ( Phosphorous pentasulfide in sodium hydroxide) and arsenic Nok es) (arsenic trioxide in sodium GA) alone or in combination. There is. The consumption of such inhibitors is generally very high, from about 10 to about 50 k! ! /ton range.
不幸にも、銅を抑制する試薬はまたモリブデンを抑制する。Unfortunately, reagents that inhibit copper also inhibit molybdenum.
結束的に銅−モリブデン分離では比較的多数の段階を必要とする。銅−モリブデ ン分離回路において供給物になる銅−モリブデン選鉱物が主要回路からの捕取物 によって汚染されるという事実から他の困難性を生じる。主要回路は後の銅抑制 を妨害し、多量の銅抑制剤の使用を必要とする。Collectively, copper-molybdenum separation requires a relatively large number of steps. copper-molybde The copper-molybdenum beneficent mineral that becomes the feed in the main separation circuit is collected from the main circuit. Other difficulties arise from the fact that they are contaminated by The main circuit is later copper suppressed necessitating the use of large amounts of copper inhibitors.
抑制効果性を増大させ、第2の回路の試薬測置を制面するために、銅鉱物粒子の 表面エネールギーを変化させるため竪多数の方法即ちパルプを蒸したり、焙焼し たり、熟成した。すして捕取剤の被1を無害なものとならしめるか除去すること が行われてきた。Copper mineral particles were added to increase the inhibitory effectiveness and control the reagent placement of the second circuit. There are many ways to change the surface energy, such as steaming or roasting the pulp. or matured. to render the scavenger coating harmless or remove it. has been carried out.
さらに本発明の使用は鉱石に含有するモリブデンとの関係で上に列挙した利点を 与え、多かれ少かれ通常のすべての主要浮選回路に共通であるばかりでなく、( a )ごく僅かの銅含量及び(bン銅捕取剤がない銅−モリブデンの選14物の 浮選を可能とするものである。このことは第2の分離が(a )よりすくない数 の洗剤段階を必要とし、簡単化され(及び、・′又はよりよい選鉱物等級と回収 を生じる)、(b)さらに試薬量を低くしく全体的にも段階的にも)、小規模の 処理装置を効果的に要求される費用に実質的にするであろう。Furthermore, the use of the present invention achieves the advantages listed above in relation to the molybdenum content of the ore. As well as being more or less common to all major flotation circuits a) Copper-molybdenum selection with negligible copper content and (b) no copper scavenger This makes flotation possible. This means that the second separation is a number less than (a) simplified detergent steps (and/or better beneficiary grade and recovery) (b) lower reagent volumes both overall and step-by-step); This would effectively reduce the cost of processing equipment required.
かくして本発明が使用されるとき、銅−モリブデン含有鉱石の前処理において、 第2図と第3図で概要を示しているように銅の浮選工程に一つの選択方法が用い られる。Thus, when the present invention is used, in the pretreatment of copper-molybdenum containing ores, A selection method is used in the copper flotation process as outlined in Figures 2 and 3. It will be done.
(1) 捕取剤は第2図の点21で共通の最近の実施に従って銅モリブデン選鉱 物の実質的量の浮選を得るために後でbOえることができる。この方法はすでに 上に列挙した利点を与えるであろう。かくして得られた銅−モリブデン選鉱物は 大部分のモリブデンを含み、実質的部分の銅(約90%の銅と供給物中に含まれ るモリブデンと同じ程度)を含み、しかしモリブテンの等級は非常に低い。選鉱 物はさらに分離するために通用′の銅−モリブデン分離装置に送られねばならな い。(1) The scavenger is copper molybdenum beneficent according to common recent practice at point 21 in Figure 2. The bO can be removed later to obtain a substantial amount of flotation. This method is already It will provide the advantages listed above. The copper-molybdenum concentrate thus obtained is Contains the majority of molybdenum and a substantial portion of copper (approximately 90% copper and (as much as molybdenum), but the molybdenum grade is very low. Mineral beneficiation The material must be sent to a standard copper-molybdenum separator for further separation. stomach.
(2) 第3図を特別に参照して銅の捕取剤を省略することができる。その場合 、銅−モリブデン選鉱物のごく小堡は自然に浮選される。そのとき31の点で起 泡剤の単純添加が要求ざ 6 れるがシアン化物イオンと共に同時に加えることもできるし、成る場合には4選 32の後で加えることもできる。(2) With special reference to FIG. 3, the copper scavenger can be omitted. In that case , a small fort of copper-molybdenum concentrate is naturally floated. At that time, it started at 31 points. Simple addition of foaming agent is required 6 However, it can be added at the same time as cyanide ion. It can also be added after 32.
モリブデンの回収は(1)と同じであるが、たとえばそれが1〔<あったとして も、モリブデン選鉱物の等級は実質的にはより高く(上の、(1)のそれの10 倍位であり)、選鉱物の容Ff41.1実質的には(1)よりは低く残留する。The recovery of molybdenum is the same as (1), but for example, if it is 1 [< However, the grade of molybdenum concentrate is substantially higher (10% higher than that in (1) above). (2), the volume of the selected mineral Ff41.1 remains substantially lower than (1).
この選鉱物は、また、さらに処理されるために分離装置に送る必要がある。しか し、eのような処理は1譲的に行うことができ(捕取物を除去Jることなしtこ )段階の数をよりすくなくし、処理装置を小川(φにし、実質的にはより小借の 銅−モリブデン分離の抑制剤を呈を含んでいる非浮選物33は捕取剤をもって通 常の方法によって条1′1化される。かくして、さらに銅−モリブデン選鉱物3 /1は得られ、それは通常な分離方法を受ける。This concentrate also needs to be sent to a separation unit for further processing. deer However, processing such as e can be carried out on a concessionary basis (without removing the captured material). ), the number of stages can be reduced, the processing equipment can be made smaller (φ), and the processing equipment can be made smaller in practice. The non-flotation material 33 containing an inhibitor of copper-molybdenum separation is passed through with a scavenger. The strips 1'1 are formed by conventional methods. Thus, further copper-molybdenum concentrate 3 /1 is obtained, which is subjected to conventional separation methods.
かくして本発明の使用は銅−モリブデン含有鉱石の濃度に関連して、先行技術の 方法以上に(第1の銅−モリブデン選鉱物32の範囲内では関係している)進歩 が加えられる。The use of the present invention thus exceeds that of the prior art in relation to the concentration of copper-molybdenum containing ores. Advances in Methods (within the First Copper-Molybdenum Selected Minerals 32) is added.
本発明による代表的な銅−モリブデン鉱石の第1の浮選に要求される硫化物イオ ン量は水の買及び特殊な鉱石組成と共に変[ヒゾることにより決定されてきた。Sulfide ions required for the first flotation of representative copper-molybdenum ores according to the present invention. The amount of water used has been determined by changes in water consumption and specific ore compositions.
もしも硫化ナトリウムが硫1ヒ物イシ1〕の源として用いられるならば通常必要 とされる量は、約3から3 Q (1’ [onの間の範囲であり、たとえば一 般的に鉛−亜mのような他の卑金属混合硫化物鉱石の′a度に対して必要7 とされるよりもかなり低い。さらに同じ硫化物イオンはモリブデン浮選物がとり のぞかれた後、銅鉱物を再び反応性にするのに使用される。シアン化物イオンの 消費は一般的に他の硫化物鉱石の前処理におけるのと同じである。Usually necessary if sodium sulfide is used as a source of sulfur The quantity considered ranges between approximately 3 and 3 Q (1'[on, e.g. Generally required for the degree 7 of other base metal mixed sulfide ores such as lead-zinc It is much lower than what is said to be. Furthermore, the same sulfide ions are absorbed by molybdenum flotation. After being exposed, it is used to make copper minerals reactive again. cyanide ion Consumption is generally the same as in the pretreatment of other sulfide ores.
銅−モリブデン含有鉱石において硫化物′シアン化物導入のタイミングと連続に 関して、シアン化物の導入は硫1ヒ物の導入の後にするのがのぞましく、プロセ スの別な工程を含むのが一般的である。Timing and sequence of sulfide and cyanide introduction in copper-molybdenum-containing ores Regarding this, it is preferable to introduce cyanide after the introduction of sulfuric acid, and Generally, it involves a separate process.
本発明の他の経済的な有利な応用は石炭の浮選である。石炭はしばしば硫化物に よって汚染されている。その硫化物はある場合にはアルカリ性浮選を用いる通常 のプロセスで石炭を浮選してのぞかれる。本発明は、アルカリ性浮選を滌去させ 、混合硫化物を抑制さけ、安く選択性の高く石炭を浮選することかできる。Another economically advantageous application of the invention is the flotation of coal. Coal often turns into sulfides Therefore it is contaminated. The sulfides are usually removed using alkaline flotation in some cases. The coal is flotated through the process. The present invention eliminates alkaline flotation. , it is possible to flotate coal cheaply and with high selectivity while avoiding mixed sulfides.
実施例 本発明及びその技術的、経済的利点はざらに次の実施例に上り説明される。これ らの実施例は本発明の範囲を何ら限定するものではない。Example The invention and its technical and economic advantages are briefly illustrated in the following examples. this These Examples do not limit the scope of the present invention in any way.
実験室的試験は、異なった鉱石試料の1−10kgを使用して、標準的実験室の 施設を用いて上jボした(■段階−■段階)の一般的方法に従って行われた。Laboratory tests are carried out using standard laboratory tests using 1-10 kg of different ore samples. It was carried out according to the general method described above (stage ■ - stage ■) using the facility.
本発明の実施を試験するため種々の場所で種々の鉱石に対し18 て水質のような種々の局所的条件の下で試験は行われた。18 on various ores at various locations to test the implementation of the invention. Tests were conducted under various local conditions such as water quality.
異なる段階の間で得られたI)Hlllは記録されたっ I)Hを変化させ調節 するこころみはなされなかった。得られたその1直は全く鉱石組成及び水の特性 、最小であるある試某又は添加物の硬果により、それらの低い量によるものであ る。The I) Hlll obtained during different stages was recorded. No attempt was made to do so. The first observation obtained was completely based on ore composition and water characteristics. , due to their low amount, due to the hardness of certain samples or additives that are minimal. Ru.
Lス下記載される試験において得られkpH制は5,5と85の範囲であり、( 一般的に承認される考え及び実際とは逆に〉プロセスの操業性、とくにpH変化 に対して本質的な範囲にわたり敏感でないことを示している。結果はさらに一般 的に、上の範囲の終端のp Hより低いほうが好都合であった。The kpH values obtained in the tests described below are in the range of 5,5 and 85 ( Contrary to generally accepted belief and practice, process operability, particularly pH changes, shows a substantial range of insensitivity to The results are more general Generally speaking, it was advantageous to have a pH below the end of the above range.
次の実施例は本発明の使用によって混合硫化物鉱石の安い費用の浮選回収が酸化 されていない硫化物鉱石と同しく商業的選鉱物を生ずるのを可能とするのを示し ている。以下再現されるデータは行われた試験の代表的なものであり、初期の試 験も含まれ、とくに選考されなかった。次に、ほかと比較して満足できない最終 値は本発明とは関係のない実験者の経験の欠除のような要因によるものである。The following examples show that the use of the present invention allows low cost flotation recovery of mixed sulfide ores to be oxidized. It has been shown that it is possible to produce commercial beneficent minerals as well as untreated sulfide ores. ing. The data reproduced below are representative of the tests conducted and are representative of the initial trials. This also included a few years of experience and was not specifically selected. Second, the final result is unsatisfactory compared to others. The values are due to factors such as lack of experimenter experience that are unrelated to the present invention.
鉱石A 高度の等級の酸化された貯蔵所からの試料(3ample )は約35 %の黄鉄鉱、25%の銀を含有する方鉛鉱、15%の閃亜鉛鉱、25%の珪岩の 脈石を含んでいる(どラゾンーモージエリア、ポトシ、ポリビア(V 1lla zon −MOJOArea 、 p 0jO3: 、3olivia) ) e次の試験は若干の酸化された貯蔵所から慣例の工場計画に対して可能性ある供 給物と考えられる分離された鉛−銀及び亜鉛9 運鉱物を得るために行われた研究を示す。Ore A Samples from a high grade oxidized reservoir (3amples) are approximately 35 % pyrite, 25% silver-bearing galena, 15% sphalerite, 25% quartzite. Contains gangue (Dorazon-Moji area, Potosi, Polyvia (V1lla) zon - MOJOArea, p 0jO3:, 3olivia)) The next test was to determine the potential supply for conventional factory planning from some oxidized reservoirs. Separated lead-silver and zinc considered as feedstock9 Shows the research done to obtain the luck mineral.
貯蔵所の材料の過剰な酸化及び多量の石灰は黄鉄鉱を抑制するために必要とされ てきたものであるが、本発明を使用する前では鉱石を処理するのを困難にし、そ の開発を非営利的にするものである。Excessive oxidation of the reservoir material and large amounts of lime are needed to suppress pyrite. However, before using the present invention, the ore would be difficult to process and the It makes the development of non-commercial.
80%が150メツシユを通過する試料の細かく砕いた試験結果は以下の表1に 集約されている。(13−銀未加工選鉱物に含まれる亜鉛は浮選回路のなかに再 循環される)すべての成分にとって高い浮選選択性及び回収を示している。The finely crushed test results of the sample, of which 80% passed through 150 meshes, are shown in Table 1 below. It is consolidated. (13- Zinc contained in the silver raw beneficent mineral is recycled into the flotation circuit. shows high flotation selectivity and recovery for all components (recycled).
0 1 ノート:上のデータは亜鉛から鉛を完全に分離することを要求されていない必要 条件を充分に投影している。それ故、上の晧果は最適化分離の生成物でない。0 1 Note: The above data does not require complete separation of lead from zinc. It fully reflects the conditions. Therefore, the above results are not products of optimized separation.
1五1 酸化された貯蔵所からの試料は約30%の黄鉄鉱、8%の閃亜鉛鉱−鉄 量亜鉛鉱、1%のすず石、0.5%の銅−流化物とシリカを含む脈石を含有する ミルニ マイン ラ バズ ポリご7 (Milluni Mine 、 La 、 paz、 3o1ivia)。151 Samples from oxidized reservoirs contain approximately 30% pyrite, 8% sphalerite-iron Contains zinc ore, 1% cassiterite, 0.5% copper-flowite and gangue containing silica. Milluni Mine La Buzz Polygo 7 (Milluni Mine, La , paz, 3o1ivia).
次の試験は後の錫(酸化第2錫)の浮選分離のため亜鉛と黄鉄鉱とを分離するた めに実施された。The next test was to separate zinc and pyrite for later flotation separation of tin (tin oxide). It was carried out for the purpose of
硫化ナトリウムの存在における選択的湿式研磨は(105ミクロンの)150メ ツシユを80%通過する試料を得るためす知わち錫(酸化第2錫)を遊離するの に受け入れられ実行されに。Selective wet polishing in the presence of sodium sulfide (105 microns) In order to obtain a sample that passes 80% through the tube, it is necessary to liberate tin (stannic oxide). It has been accepted and implemented.
試薬の消費と結果は、以下の表2に示されている。その結果は通常方法の使用に よっては可能でなかった鉱石成分の本質的9離を示している。Reagent consumption and results are shown in Table 2 below. The results are usually used for This shows an essential separation of the ore components, which would otherwise not have been possible.
22 ボ 邸 (1′)Y「1モ1 ソ ー 兄″1−剌 −〇 置にg畑 5 ヘニレミ三 く ” fi+===−−ゞ°8 〜 =レーう 、冷o、+′1.I藝 ■Φリ 。ゝ8作 モ Oo OL 4−m−゛パ 「 4Nト υ 9 R −一51″″″−゛ 寸に1−+)へ し δ ″’=” i”− ml−■ ・) −ωoC・ G 、、=co、C0i 絨 ″″″″−壬1 −°− 巴−I \ cD L C)(n 。22 Bo Residence (1') Y "1 mo 1 so ー Brother 1-剌 -〇 G field 5 Heniremi three ” fi+===−−ゞ°8 ~=Reu, cold o, +'1. Art ■Φli. 8 works Oo OL 4-m-pa ``4N to υ 9R −151″″″−゛ 1-+) to δ ″’=”i”− ml-■・)-ωoC・ G,,=co,C0i carpet ″″″″−壬1 −°− Tomoe-I \cD L C) (n.
−ba:間−、、、。-ba: between -,,.
♀ 0 Go ”−汽 =「“ 000 771(fi 、q ≧ 口、姥 〜 傾 ■ 0 セ# 2′1宮起8翌Iし二面 汐ト − α 上述の計画は本発明の使用によって経済的に魅力あるものになった。装置費用に おいて処理費用と同じく実質的な減少を生亜鉛鉱、30%の黄鉄鉱と他の鉄硫化 物、2%のブーランシコ鉱と毛鉱(鉛−銀bM lヒ鉱物)及び白雲母=珪岩− 贋Fを倉む〈ファリーファリ マイン、ポトシ、ポリビア<1」uari−Hu arl fVI!no 、 POjO3l 、Bolivia)。♀ Go ” - Steam = ““ 000 771 (fi, q ≧ Mouth, Uba ~ Incline ■ 0 Se# 2'1 Miyuki 8 next I and two sides Shio To − α The above-described scheme has been made economically attractive through the use of the present invention. equipment cost The same substantial reduction in processing costs for raw zinc ore, 30% pyrite and other iron sulfides material, 2% boulansicoite and hairite (lead-silver mineral) and muscovite = quartzite. Hoarding Fake F〈Fally Fari Mine, Potosi, Polyvia〈1〈uari-Hu arl fVI! no, POjO3l, Bolivia).
80%が150メシユを通過するように硫化ナトリウムの存在下で湿式研磨され た。この鉱石の試験法は鉛7′銀硫化鉱物−亜鉛選鉱物一黄鉄鉱の選択分離によ って行われた(表4)。連続試験において絹み合せ選鉱物(硫化鉱物技び亜鉛) の;早退(は4 2 100 180 50 20 300 503 100 120 50 2 0 150 504 150 120 50 20 200 505 2C01 20502020050 812515050203005050101001505020300505 0ノート すべて上の試験の浮選のpH値は6.5及び55の範囲にある。Wet polished in the presence of sodium sulfide so that 80% passes 150 mesh Ta. The test method for this ore is based on the selective separation of lead 7' silver sulfide minerals - zinc beneficent minerals and pyrite. (Table 4). Continuous testing of silk-combined minerals (sulfide mineral technology and zinc) ; Leaving early (ha4 2 100 180 50 20 300 503 100 120 50 2 0 150 504 150 120 50 20 200 505 2C01 20502020050 812515050203005050101001505020300505 0 Notes The flotation pH values of all the above tests are in the range of 6.5 and 55.
組み合せ選鉱物はこの例では最近の装置のフローシートが硫化鉱物−亜鉛の選択 的分列を許さないために得られた。かくして本結果はそのような選択的分離に影 響するために本方法の能力について何ら反映していない。しかしながら、実質的 な回収をX JPしているため本方法の能力は示されている。Combined mineral beneficiation is the case in this example, where the flowsheet of a recent unit is a sulfide mineral-zinc selection. This was obtained because it does not allow for random selection. Thus, our results do not affect such selective separation. It does not reflect anything on the ability of the method to make a difference. However, substantially The power of this method is demonstrated by the fact that X JP yields a reasonable recovery.
5 26 上の表4及び5に示された結果にもとづいてその系は6産200トン(200T PD)のトン ディエゴ ボトシ(ボリヒア> (Don [)iego、 p otosi (3o1ivia) )に建設された処理プラントで商用規模にて 試験され第1図のフローダイヤグラムを使用した。5 26 Based on the results shown in Tables 4 and 5 above, the system has a production capacity of 6 200 tons (200T). Don [)iego, p on a commercial scale at a treatment plant built in Otosi (3o1ivia) The flow diagram shown in Figure 1 was used.
石灰の省略及び残留試薬の1重小な調節、硫化ナトリウムの添加よりほか始める ために特殊な要求は必要としなかった。Begin by omitting lime and making small adjustments to residual reagents, adding sodium sulfide. No special requirements were required.
連続試験の三日の後、この商用試験で得られた結果は以下の表6に示す。After three days of continuous testing, the results obtained in this commercial test are shown in Table 6 below.
工−コl−」し−同一 326丁5,6948,000.5092.17II 5,33 48.00 0,50 92. +7III 5.48 44,38 1.31 78.41 3/′27 工6.09 47,50 0.65 90.57II 6,04 27,09 0.65 90.49m 6.+9 49,50 1.11 83 .95ノート 平均11H値は5.8から6.2の範囲であった。same 326-cho 5,6948,000.5092.17II 5,33 48.00 0,50 92. +7III 5.48 44,38 1.31 78.41 3/'27 Engineering 6.09 47,50 0.65 90.57II 6,04 27,09 0.65 90.49m 6. +9 49,50 1.11 83 .. The average 11H values for the 95 notes ranged from 5.8 to 6.2.
同一プラントにおける本発明の系と通常の系との間の比較は表−7に説明する。A comparison between the system of the present invention and a conventional system in the same plant is illustrated in Table-7.
通常の石灰系での数字は1982年1月2日から3月24日までの平均を表わし ており、一方、本発明の数字は上述した2日連続実験の平均を表わす。統計的基 礎におけるこの不一致は以下の表7での結果が試験された時が考慮されるべきで ある。The figures for the regular lime system represent the average from January 2, 1982 to March 24, 1982. The figures of the present invention, on the other hand, represent the average of the two consecutive days described above. statistical basis This discrepancy in the foundation should be taken into account when the results in Table 7 below are tested. be.
l 試薬削減の 較(亜鉛 び黄鉄鉱セクション通常石灰系 本発明の未調 11H 試 蕎 価 格 費 用 費 用 L/」−劃り幻−辷工 LZ」−E士 硫 酸 銅 720 0.77 0,554 400 0.308z−2001 94,790,09+ 40 0,192Z−111001,530,1536 00,042シアン化 26 1.80 0.047 100 0.180ナト リウム 起 泡 剤 42 1.38 0.058 42 0.058石 灰 7,50 0 0,14 1.050 ・・・ ・・・ケ イ 酸 67 0.37 0. 025 67 0.025ナトリウム 硫 化 o、8o ・・・ 150 0.1208 上の結果の計画にもとづいて生成物の等級及び回収を犠牲にすることなしに節約 された本質的な費用を示すが(表8及び表10を見よ)、本発明はこのポトシ プラントで1982年5月以来連続、商用的に使用され11われたものである。l Comparison of reagent reduction (zinc and pyrite section usually lime-based, untested of the present invention 11H Trial soba price L/”-Phantom Phantom-Shopper LZ”-E-shi Sulfuric acid copper 720 0.77 0,554 400 0.308z-2001 94,790,09+ 40 0,192Z-111001,530,1536 00,042 Cyanide 26 1.80 0.047 100 0.180 nat Rium Foaming agent 42 1.38 0.058 42 0.058 Lime 7,50 0 0,14 1.050... Silica acid 67 0.37 0. 025 67 0.025 Sodium Sulfurization o, 8o...150 0.1208 Savings without sacrificing product grade and recovery based on the resulting plan above (see Tables 8 and 10), the present invention It has been in continuous commercial use at the plant since May 1982.
最後の記載は21日間操業の後の累積的平均を示す。The last entry indicates the cumulative average after 21 days of operation.
5/’27 I 6.06 47,56 0,65 9.0.51ff 5,9 6 49,96 0,25 96.291[[5,2650,460,2595 ,725、′28 I 6.N 47,36 0,55 92.07II 6, 46 46,76 0,50 93.26I[[6,4644,760,259 6,6767′03 I 6,56 48,43 0,57 92.40II 5.99 50,80 0.41 93.91m 5.63 48,95 1. 14 81.65621 丁−m 7,06 49,23 0,93 88.5 06月 (1−21> 6.42 47,11 0,72. 90.16累油平 均 9 試薬消費における観察された変動は開始の小事件として予想された。その変動は 本発明とは関係のない操作者が新しい方法についてなじまないために起ったもの であり、この理由について以下式9で説明するが、最近の平均の試薬消費がより 大きい要因である。硫化ナトリウムの消費は表9を表7に比較すると56%の減 少を示している。つけ加えて最適条件での系は他の試薬の消費を減少している。5/’27 I 6.06 47,56 0,65 9.0.51ff 5,9 6 49,96 0,25 96.291 [[5,2650,460,2595 , 725, '28 I 6. N 47,36 0,55 92.07II 6, 46 46,76 0,50 93.26I [[6,4644,760,259 6,6767'03 I 6,56 48,43 0,57 92.40II 5.99 50,80 0.41 93.91m 5.63 48,95 1. 14 81.65621 D-m 7,06 49,23 0,93 88.5 June (1-21> 6.42 47, 11 0, 72. 90.16 cumulative oil flat average 9 The observed fluctuations in reagent consumption were expected as a starting event. The fluctuation is This occurred because an operator unrelated to the present invention was not familiar with the new method. The reason for this is explained in Equation 9 below, but the recent average reagent consumption is This is a big factor. Sodium sulfide consumption decreased by 56% when comparing Table 9 with Table 7. It shows a small amount. In addition, the system at optimal conditions reduces consumption of other reagents.
l’lH値の厳密な畦視はもはヤ〕プラント操業において必要なく、pH測定装 置及び設備は本発明で1ま使用される装置から消去できる。Strict observation of l'lH values is no longer necessary in plant operation; equipment and facilities can be eliminated from the equipment once used with the present invention.
表 9 最近の試薬データ−1982汗6月平均硫酸鋼 563 0.434 z −200440,2,11 z −11660,101 シアン化ナトリウム 702 0.184起泡剤 66 0.091 ケイ酸ナトリウム 40 、 0 、01530 1982年6月から10月の商用試験にもとづいた上のプラントに対する最新情 報データ及び通常のく石灰)回路鉱石の実施に対して本発明の方法を使用する回 路の実施の比較は以下の表10に説明する。Table 9 Recent reagent data - 1982 sweat June average sulfuric acid steel 563 0.434 z-200440,2,11 z-11660,101 Sodium cyanide 702 0.184 Foaming agent 66 0.091 Sodium silicate 40, 0, 01530 Latest updates on the above plant based on commercial tests from June to October 1982. Information data and times using the method of the present invention for the implementation of conventional limestone circuit ores. A comparison of the road implementations is set forth in Table 10 below.
m虐 石灰回路 亜鉛% 回収% 月 Tonnes @eadS Conct T ails49821月 44 56 6.76 50.37 1.19 84.402月 2494 9.44 49.98 1.27 88.803月 3427 7.07 47,40 1.17 85.564月 3723 6.11 48,96 1.43 78 .905月 3127 0.52 47.06 1.39 81.07平均 3 445 7.03 48.82 1,29 83.876月 3035 6.5 1 47.36 0.77 89,677月 3137 7.08 45,94 0.77 90.638月 3694 6.93 47.50 0.68 9 1.509月 2957 7.43 48,86 0.76 91.2010月 3609 6.82 49.89 0.77 90.10平均 3286 6 ,9!i 47,91 0.75 90.74」1碩 混合硫化物の実験試料は 20%の閃亜鉛鉱、3%の方鉛鉱(6オンス銀/′トン)、40%の黄鉄鉱及び シリカを含む脈石を含有する。亜鉛を自由にするための大きさは80%が100 メシユを通過するものである(ポルコ マイン、ポトシ、ポリビア(Porco Mine 、 potosi 、 3o1ivia> ) 、。m-abuse Lime circuit Zinc% Recovery% Month Tonnes @eadS Conct T ails4982January 44 56 6.76 50.37 1.19 84.40 February 2494 9.44 49.98 1.27 88.80 March 3427 7.07 47,40 1.17 85.56 April 3723 6.11 48,96 1.43 78 .. May 90 3127 0.52 47.06 1.39 81.07 Average 3 445 7.03 48.82 1,29 83.87 June 3035 6.5 1 47.36 0.77 89,67 July 3137 7.08 45,94 0.77 90.63 August 3694 6.93 47.50 0.68 9 1.50 September 2957 7.43 48,86 0.76 91.2010 3609 6.82 49.89 0.77 90.10 Average 3286 6 ,9! The experimental sample of mixed sulfide is 20% sphalerite, 3% galena (6oz silver/'t), 40% pyrite and Contains gangue containing silica. The size to free zinc is 80% 100 It passes through Messiu (Porco Mine, Potosi, Polyvia). Mine, potosi, 3o1ivia>),.
度光浮選の効果(鉛−亜鉛)は予苑試験で観寮された。しかしながら上述の鉱石 Cの場合のようにそのような分離はプラントにおい−で必要とされる装置の欠除 によるとは考えられない。The effect of light flotation (lead-zinc) was evaluated in a pre-en test. However, the ore mentioned above Such separation, as in the case of C. It is unthinkable that it depends on the
組み合せ選鉱物(鉛+銀+亜鉛)は調節されないpH6,5で表11に要約され た条件下で黄鉄鉱と脈石から浮選された。The combined mineral concentrate (lead + silver + zinc) is summarized in Table 11 at unadjusted pH 6.5. It was flotated from pyrite and gangue under suitable conditions.
その結果を以下説明する。The results will be explained below.
2 3 捕取剤はZ−200であった。起泡剤はダウ70−ス(D owfroth ) 250でありダウケミカル社よりこの商標をつけて市販されているポリグリコ ール エーテル(ポリプロピレン エーテル)であった。2 3 The scavenger was Z-200. Foaming agent is Dowfroth 250 and is commercially available under this trademark from the Dow Chemical Company. polypropylene ether (polypropylene ether).
各々消費は40o/lonであったっ 条件化及び浮選時間はそれぞれ5から10分7′1段階であった。Each consumption was 40o/lon. Conditioning and flotation times were 5 to 10 minutes in 7'1 steps, respectively.
台数上げ試験は行われなかった。No testing was conducted to increase the number of units.
上の結果は本質的な浮選の選択性と回収を最適に又は最適に近く硫化す1−リウ ム、シアン化す゛トリウム及び硫酸銅の濃度を示し、5日間、日産400トンの プラント実験プログラムを基礎に次の結果をもって形成された。The above results demonstrate that essential flotation selectivity and recovery are optimal or near-optimal for 1-RIU sulfidation. 400 tons per day for 5 days. Based on the plant experiment program, it was formed with the following results.
34 (第1図によるフローシート) 硫化物ナトリウム 5050558560 ・・・z−20050507070 7038 シアン化ナトリウム 75 50 70 50 60 3硫酸銅 300 42 0 270 360 360 672D−250451515151536 Z−1185 石 灰 11,086 生成物 (亜鉛%) HEADS 9,64 9,74 9.8410,44 ′i2.1110.3 9CON CE N T E R48,9951,6553,6350,165 4,1953,08TAILES 2.15 2.10 3.10 2.97 1.00 1.26回 収 (%) 81,26 81.76 72.70 7 6.05 93.47 91.56比較目的のため最後欄は通常(石灰)系の下 で1982年3月のあいだ(月平均)に得られたプラントデータを示す。34 (Flow sheet according to Figure 1) Sodium sulfide 5050558560...z-20050507070 7038 Sodium cyanide 75 50 70 50 60 3 Copper sulfate 300 42 0 270 360 360 672D-250451515151536 Z-1185 Lime 11,086 product (zinc%) HEADS 9,64 9,74 9.8410,44'i2.1110.3 9CON CE N T E R48,9951,6553,6350,165 4,1953,08TAILES 2.15 2.10 3.10 2.97 1.00 1.26 times Yield (%) 81.26 81.76 72.70 7 6.05 93.47 91.56 For comparison purposes, the last column is under normal (lime) system. shows plant data obtained during March 1982 (monthly average).
鉱石E メキシコからの未知の混合酸化物試料は1982年2月ニマウンテン ステート研究所(M ountain S tgtes35!表’a59−50 1539 (11)6 試料は約2%の鉛、2オンス銀/トン、3%の亜鉛及び10%の鉄を含有する。Ore E: An unknown mixed oxide sample from Mexico was collected in February 1982 by Mountain State Research Institute (M mountain S tgtes35!Table’a59-50 1539 (11)6 The sample contains approximately 2% lead, 2 oz silver/ton, 3% zinc and 10% iron.
予(茄試験の条件及び結果は上の表13に要約する。The conditions and results of the eggplant test are summarized in Table 13 above.
上の結果の押固てこれが盲試験(bl ind test)であったという事実 は実質的な重みを与えた。Consolidating the above results is the fact that this was a blind test. gave substantial weight.
上の結末は外挿(こより正規の操業において工業的規模の応用のこれらを評価す るのに使用できる。さらに実験室的試験は亜鉛未加工選鉱物と共に捕取された黄 鉄鉱の縫をさらに減少するためになされた。上の結果は当業者の経験によって調 整され得る銅による過剰活姓化を示している。The above results can be extrapolated (from which these can be evaluated for industrial-scale applications in regular operations). It can be used to In addition, laboratory tests have shown that zinc This was done to further reduce iron ore threading. The above results are based on the experience of those skilled in the art. This shows over-activation due to copper, which can be improved.
鉱石F:鉱山の混合硫化物の試わ1は約0.18%の鉛、8.4%の亜鉛及び1 01296の硫化鉄(重量%で)を含有する。 試験法は85%が65メシユを 通過するまで湿式研磨される。用いられた試薬、試験法及び結果は以下表14− 17に要約ずろ。それは本質的な回収と選択性を示している7 38 39 −−一 亜鉛Ro Conc、14.5B 、10 51.67 8.39 89.59 亜鉛Sc Conc、3.12 .13 12,52 2.33 4.64亜鉛 Pr1m、Conc、17.70 .11 44,77 10.72 94.2 3硫化鉄 Ro Conc、7,84 .08 i、50 3.61 1.40 非浮選物 70,17 .04 .40 16.15 3,34HEADS 1 00.00 .174 g、41 100.00 100.00条件化■5′ ・・曲1oog/トン シアン化ナトリウム鉛 Cond、/Flot、5’ 15’ −−−−−−20Mトン A−24215g/トン 起泡剤 表17 生底宜 里量笈胆−笈 亘設! @ 皿一般鉛 Ro Conc、 5.61 2,48 3.05 72.03 2j4亜鉛Ro Cone、12,87 . 07 55.38 4.67 89.40亜鉛SCC0nC,4,23,202 ,884,381,53亜鉛Pr1m、Conc、17,10 .10 42. 40 9,05 90.93硫化鉄 Ro Conc、 9.36 .10 4 ,09 4.85 4.80非浮選物 67.94 .04 .25 14.0 8 2.13HEADS 100.00 .193 7.97 100.00 100.0040− 艮一阻 旺l」υ−」旦 脈粂工Q旦乙M工Y研 @ 8 ・・・・・・ 10 0(+/ トン 硫化ナトリウム鉛 Cond、/Flot、515 7.5 20Q/トン A−24215g/トン 起泡剤 条件化 3 10.9 1330g、/ トン 石灰亜鉛Rougher Cond、/Flot、5/2 10.7 (15a/トン 起泡剤)465g /トン 硫酸銅。Ore F: Mine mixed sulfide trial 1 contains approximately 0.18% lead, 8.4% zinc and 1 Contains 01296 iron sulfides (in weight percent). 85% of the test methods are 65 mesh Wet polished until it passes. The reagents used, test methods and results are shown in Table 14 below. Summary on page 17. It shows substantial recovery and selectivity7 38 39--1 Zinc Ro Conc, 14.5B, 10 51.67 8.39 89.59 Zinc Sc Conc, 3.12. 13 12,52 2.33 4.64 Zinc Pr1m, Conc, 17.70. 11 44, 77 10.72 94.2 Iron trisulfide Ro Conc, 7,84. 08 i, 50 3.61 1.40 Non-flotation material 70, 17. 04. 40 16.15 3,34HEADS 1 00.00. 174 g, 41 100.00 100.00 Condition ■5' ...Song 1oog/ton Sodium lead cyanide Cond, /Flot, 5' 15'---20M ton A-24215g/ton Foaming agent Table 17 Ikusokogi Satoyo Sato - Sakai set up! @ Plate general lead Ro Conc, 5.61 2,48 3.05 72.03 2j4 Zinc Ro Cone, 12,87. 07 55.38 4.67 89.40 Zinc SCC0nC,4,23,202 ,884,381,53 Zinc Pr1m, Conc, 17,10. 10 42. 40 9,05 90.93 Iron sulfide Ro Conc, 9.36. 10 4 , 09 4.85 4.80 Non-flotation material 67.94. 04. 25 14.0 8 2.13 HEADS 100.00. 193 7.97 100.00 100.0040- 艮一block 王l"υ-"dan 艮粂工Q danots M工 Y 連@ 8 ・・・・・・10 0(+/ton Sodium lead sulfide Cond, /Flot, 515 7.5 20Q/ton A-24215g/ton Foaming agent Conditioning 3 10.9 1330g/ton Lime zinc Rougher Cond, /Flot, 5/2 10.7 (15a/ton foaming agent) 465g /ton copper sulfate.
50g/トン z−14 亜 鉛 Sc、 F lot、 3 ・・・・・・ 7.5!+/トン 起泡剤 硫化鉄 R。50g/ton z-14 Zinc Sc, F lot, 3...7.5! +/ton Foaming agent Iron sulfide R.
Cond、/Flot、 315−−−−−・15Q/トン 起泡剤。Cond, /Flot, 315-----・15Q/ton Foaming agent.
50g/トン z−6 1 表17は石灰の使用により得られた結果を示し上との比較目的のために説明する 。50g/ton z-6 1 Table 17 shows the results obtained with the use of lime and is explained for comparison purposes with the above. .
鉱石G:ドンジェゴ、ポトシ、ポリビア(Don Diego、potosi 、Bolivia)で得られた亜鉛[[物は35%の閃亜鉛鉱、20%の黄鉄鉱 を含有する。第1図により処理された。天然鉱石のl)Hは5.5であった。Ore G: Don Diego, Potosi Zinc obtained in Bolivia (35% sphalerite, 20% pyrite) Contains. Processed according to FIG. l)H of the natural ore was 5.5.
瓦−上も 重量(トン) 亜鉛% Zn分布% 1日 F eed 143,65 8.02 100.00Conct、 40 .65 56,57 88.85T ai l 103,00 2.80 11 .1521EI F eed 114,88 18.40 100.00Con ct、 34.54 56.09 91,67T ai l 80.34 2. 19 8.333日 F eed 95,71 18.79 100.00Co nct 31,74 53.73 94.81T ai l 63,97 1, 46 5.19試薬 消費: 硫化ナトリウム75(]/l;シアン化ナトリウム149g/l;硫酸銅108 8g、、/l : Z−20075(1/l ;z−61030/l ; 起泡 剤34g/l42 銅−モリブデンの選鉱に対する本発明の特別な応用をさらに次の追加的実施例に より説明する。Tile top too Weight (tons) Zinc% Zn distribution% 1st F eed 143,65 8.02 100.00Conct, 40 .. 65 56,57 88.85T ai l 103,00 2.80 11 .. 1521EI F eed 114,88 18.40 100.00Con ct, 34.54 56.09 91,67T ai l 80.34 2. 19 8.333rd F eed 95,71 18.79 100.00Co nct 31,74 53.73 94.81T ai l 63,97 1, 46 5.19 Reagent consumption: Sodium sulfide 75(]/l; Sodium cyanide 149g/l; Copper sulfate 108 8g, /l: Z-20075 (1/l; z-61030/l; Foaming agent 34g/l42 The special application of the invention to copper-molybdenum beneficiation is further illustrated in the following additional examples. I will explain further.
鉱石H:試料は黄鉄鉱、輝水鉛鉱、黄銅鉱及び石英モンゾニ岩斑岩銅鉱のなかに こまかく分散した輝銅鉱からなっている。Ore H: Samples include pyrite, molybdenite, chalcopyrite, and quartz monzonite porphyry copper ore. It consists of finely dispersed chalcocite.
鉱石はすべての試験の間、ヂーラふるいの100メシユを80%が通過する土て 研廟された。はじめの二つの試験は結果と条件とを以下の表18、表19に説明 するが第2図により一つは石灰なして一つは石灰によって誘起される浮選を包含 し、最後の二つの試験は結果と条件とを以下の表20、表21、表22に説明す るが、第3図により硫化ナトリウム、シアン化ナトリウムの組み合けて用い捕取 剤なしを包含している。本発明を用いる捕取剤なしの浮選は19良等級のモリブ デン未加工選鉱物を与える。During all tests, 80% of the ore passed through a 100-mesh sieve. It was trained. The results and conditions for the first two tests are explained in Tables 18 and 19 below. However, according to Figure 2, one includes no lime and one includes flotation induced by lime. However, the results and conditions for the last two tests are explained in Tables 20, 21, and 22 below. However, as shown in Fig. 3, it is possible to collect using a combination of sodium sulfide and sodium cyanide. Includes no agent. Flotation without a scavenger using the present invention is carried out using 19 good grades of molybdenum. Give raw mineral concentrate.
最後に表23は比較目的のためにシアン化ナトリウムの使用なし、捕取剤なしの 浮選を要約する。表23は浸良なモリブデン−銅分離を示すがしかし貧弱な銅− 黄鉄鉱分離を示している。Finally, Table 23 shows the results for comparison purposes without the use of sodium cyanide and without scavenger. Summarize flotation. Table 23 shows good molybdenum-copper separation but poor copper- It shows pyrite separation.
3 モリブデン Ro、Conc、 2.08 .42 .79 5.91 10. 82黄鉄鉱 Ro、Conc、 1.63 .45 .81 4,97 8.6 9非浮選物 93,92 .014 .032 8,90 19.79Head s 100,00 .152 .148 100.00 100.00条件化I 5 7.3 モ’)7テ> Ro、 5 7.9 100 ケイ酸ナトリウムFlot、 7 5 シアン化ナトリウム15 起泡剤(MIBC) fa Ro、 515 7.5 起泡剤(MIBC)(Cond、/Flot、 ) 5 (1331’)※※黄 鉄 鉱 Ro、 515 7.5 起泡剤(M IBC)(Cond、/Flot、> 50 (Z−6)脚注 与えられた研磨の大きさにおいて名調及びモリブデンの約80%の遊離が得られ た※※ マイネレク(MINEREC)1331は銅捕取剤である。3 Molybdenum Ro, Conc, 2.08. 42. 79 5.91 10. 82 Pyrite Ro, Conc, 1.63. 45. 81 4, 97 8.6 9 Non-flotation material 93,92. 014. 032 8,90 19.79Head s 100,00. 152. 148 100.00 100.00 Conditionalization I 5 7.3 Mo’) 7 Te> Ro, 5 7.9 100 Sodium silicate Flot, 7 5 Sodium cyanide 15 Foaming agent (MIBC) fa Ro, 515 7.5 Foaming agent (MIBC) (Cond, /Flot, ) 5 (1331') ※※Yellow iron ore Ro, 515 7.5 Foaming agent (M IBC) (Cond, /Flot, > 50 (Z-6) Footnote At a given polishing size, fine tone and about 80% release of molybdenum were obtained. ※※ Minerec 1331 is a copper scavenger.
表19 条件化I 5 10.7 500 石灰モリブデン−銅 3cav、 f−lo t 5*モリブデン−銅 捕取剤(フリラプス 66 Co、)モリブデン R o、Flot 5 表22 モリブデンRo、Conc、 1,65 3,66 2.12 59.41 2 7.96モリブテン5cav、Conc、 、89 .99 2,20 8,6 1 15.55銅 Ro、Conc、 1.36 .48 1.74 6,40 18.86銅 Sc、Conc、 、54 .46 .83 2.44 3. 59黄鉄鉱 Ro、Conc、 2.36 .13 .70 3,01 13. 20非浮選物 93.20 .022 .028 20,13 20.83He ads 100,00 .102 .125 100,00 100.00条件 化■ 3 25(硫化ナトリウム)条件化I[325(シアン化ナトリウム)1 5(起泡剤) モリブデンRo、Flot 5 モリブデン3cav、Cond、Flot、515 7.5(起泡剤)、1o( 燃料油)銅 Ro、Cond、Flot、 315 15(起泡剤)、5 (Z −14)銅 3c COr+d、FIot 315 7.5 (起泡剤)、5 (Z−14>黄鉄鉱 Ro、Cond、Flot 315 15(起泡剤) 、 25 (Z−6)モリブデン Rour+herConc 、98 9,25 .64 72.65 6.00モリブデン 5cav、Conc、 、55 1 .46 .65 6.47 3.47銅 Ro、Conc、 、69 .32 1.45 1,76 9.56銅 Sc、Conc、1,10 .42 .82 3,71 8.67黄鉄鉱 Ro、Conc、 2,04 .11 2.22 1.79 43.34非浮選物 94.63 .018 .032 13.6 1 28.97Heads 100.00 .125 .105 100.00 100.00」−1時間(分)」比 試薬(g/′トン)10x研磨 5.5 60(硫化ナトリウム)条件化 3 20(硫化ナトリウム) モリブデン 7.5 7,4 7.5(起泡剤)Ro、 F lot モリブデン 5/ 7,5 2.5(起泡剤)3 cav、Cond、 F l ot、 7 (燃料油)銅 3/10 5 (z−14) Ro、 Cond、 F lot。Table 19 Conditioning I 5 10.7 500 Lime molybdenum-copper 3 cav, f-lo t 5*Molybdenum-copper scavenger (Flilaps 66 Co,) Molybdenum R o, Flot 5 Table 22 Molybdenum Ro, Conc, 1,65 3,66 2.12 59.41 2 7.96 Molybdenum 5cav, Conc, 89. 99 2, 20 8, 6 1 15.55 Copper Ro, Conc, 1.36. 48 1.74 6,40 18.86 Copper Sc, Conc, 54. 46. 83 2.44 3. 59 Pyrite Ro, Conc, 2.36. 13. 70 3,01 13. 20 Non-flotation material 93.20. 022. 028 20,13 20.83He ads 100,00. 102. 125 100,00 100.00 conditions Chemical ■ 3 25 (sodium sulfide) Condition I [325 (sodium cyanide) 1 5 (foaming agent) Molybdenum Ro, Flot 5 Molybdenum 3cav, Cond, Flot, 515 7.5 (foaming agent), 1o ( Fuel oil) Copper Ro, Cond, Flot, 315 15 (foaming agent), 5 (Z -14) Copper 3c COr+d, FIot 315 7.5 (foaming agent), 5 (Z-14> Pyrite Ro, Cond, Flot 315 15 (foaming agent), 25 (Z-6) Molybdenum Rour+herConc, 98 9,25 .. 64 72.65 6.00 Molybdenum 5cav, Conc, 55 1 .. 46. 65 6.47 3.47 Copper Ro, Conc, 69. 32 1.45 1,76 9.56 Copper Sc, Conc, 1,10. 42. 82 3,71 8.67 Pyrite Ro, Conc, 2,04. 11 2.22 1.79 43.34 Non-flotation material 94.63. 018. 032 13.6 1 28.97 Heads 100.00. 125. 105 100.00 100.00''-1 hour (min)'' ratio reagent (g/'ton) 10x polishing 5.5 60 (sodium sulfide) condition 3 20 (sodium sulfide) Molybdenum 7.5 7,4 7.5 (foaming agent) Ro, F lot Molybdenum 5/7,5 2.5 (foaming agent) 3 cav, Cond, F l ot, 7 (fuel oil) copper 3/10 5 (z-14) Ro, Cond, F lot.
銅 315 2.5(起泡剤) Sc、Cond、F lot、 2 (z−14)黄鉄鉱 315 30 (z −6) RO,Cond、 Flot。Copper 315 2.5 (foaming agent) Sc, Cond, F lot, 2 (z-14) Pyrite 315 30 (z -6) RO, Cond, Flot.
理論的計算 先行技術による銅−モリブデン含有鉱石の代表的濃度の銅0.7%及びモリブデ ン0.015%の日産20.OOOトンを処理する。主要な浮選は日産476ト ンの25%の銅及び0.536%のモリブデンを含有するバルク銅−モリブデン 選鉱物を生ずる。モリブデンの回収は85%を示している。第3図による主要な 浮選法は3%のモリブデンと3%の銅を含有している日産85トンの輝水亜鉛鉱 浮選物を生ずるのみである。theoretical calculation Typical concentrations of 0.7% copper and molybdenum for copper-molybdenum-containing ores according to the prior art 0.015% Nissan 20. Processing OOO tons. The main flotation is Nissan 476t Bulk copper-molybdenum containing 25% copper and 0.536% molybdenum Produces selected minerals. The recovery of molybdenum is 85%. Main points according to Figure 3 The flotation method uses 85 tons of molybdenum per day containing 3% molybdenum and 3% copper. It only produces flotsam.
つけ加えて、日産85トンは本質的に補数剤なしであり、補数剤の除去又は変形 に対する必要を消去するものである。In addition, the 85 tonne daily production is essentially without complement, and without complement removal or modification. It eliminates the need for
第1図 第2図Figure 1 Figure 2
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